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UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
TEMA
“Planeamiento de Minado de Mina Caliza San Diego de
Tarata”
Trabajo Informe
Presentado por:
Alumnos:
- FUENTES FERNANDEZ, Freddy German 1995-12905
- CONDORI MACHACA, Leidy Diana 2005-27324
- VILLALBA CHALLO, Mauricio Alonso 2008-31614
- FIGUEROA VARGAS, Bremen Jair 2008-31616
- VILLANUEVA AROTINCO, Sergio Arturo 2008-31619
- QUISPE AVALOS, Elmer Sandro 2008-31636
- DELGADO BARREDA, Freddy Jahir 2008-31654
TACNA – PERÚ
2012
INTRODUCCION
El presente trabajo informe sobre “Planeamiento de Minado y
explotación en la cantera de Caliza San Diego” en donde se detalla el cálculo
de reservas, la ley ponderado, el modo de explotación, el requerimiento de
equipos y maquinaria, valiéndose para tal fin de la exploración mediante
calicatas y la ley que se tomo para estas.
El planeamiento de minado se dio en base a los requerimientos y la
capacidad dela chancadora y del deposito en el stock pile, y el cálculo del
ángulo de talud final y de trabajo en base a calculo dados por geomecanica.
CAPITULO I
GENERALIDADES Y GEOLOGIA
1. Ubicación, Geográfica y División Política:
Tarata, se encuentra ubicado al norte de la Provincia de Tacna, a 89
Km., está a una altura de 2,950 m.s.n.m. enmarcado dentro del territorio
de la Provincia que abarca una extensión de 2,715.69 Km2 (16% del
territorio del Departamento), conformado por ocho distritos, cuya capital
es el distrito del mismo nombre, se encuentra situado sobre una colina
de terreno ondulado, entre el altiplano puneño y el desierto del Pacífico,
cerca de la frontera con Bolivia.
El Distrito de Tarata, esta delimitado por el este, con la República de
Bolivia, por el sur con el Distrito de Palca (Prov.de Tacna) y Distrito de
Tarucahi, por el oeste con los Distritos de Chucatamani y Ticaco, por el
norte, con el Distrito de Chucatami y departamento de Puno.
Img 1. La imagen muestra la Ubicación y la altitud promedio de la localidad de Tarata – Tacna.
2. Geología Local
La Geología en el poblado de Tarata está compuesta por afloramientos
de rocas de la Formación Tarata, Formación Barroso, depósitos
cuaternarios recientes e intrusivos Unidades Litoestratigráficas.
1. Formación Tarata
La Formación Tarata abarca la mayor extensión del área y se
encuentra rodeando al poblado de Tarata. Sus afloramientos se
pueden apreciar en los Cerros Calvario y Picara, ubicados al Este del
poblado, así como en el corte de la carretera Tarata-Ticaco.
La formación Tarata, a la cual se le asigna una edad del Paléogeno,
se encuentra suprayaciendo al Grupo Toquepala e infrayaciendo a la
Formación Barroso con discordancia angular y presenta un rumbo
promedio de 26º al Nor-Este y un buzamiento de 45º al Este, el cual se
hace casi vertical con dirección al contacto con el intrusivo.
Litológicamente, está compuesta a la base, por grandes paquetes
de 10 a 20 m. de espesor de conglomerados (debrisflow) de
tonalidades verdosas y violáceas. Los clastos están formados por rocas
volcánicas (andesitas) e intrusivas de colores gris y verde, cuyos
diámetros varían desde algunos cm. hasta 30 cm. Los conglomerados
verdosos presentan clastos sub angulosos inmersos en una matriz
volcánica. No obstante, los clastos de los conglomerados violáceos se
encuentran fragmentados dentro de una matriz limosa de color
marrón.
Se tiene intercalaciones de estratos de 20 a 50 cm. de
conglomerados grises, areniscas arcósicas gris verdosas y lutitas
laminadas marrones. Estas intercalaciones están ordenadas en
secuencias grano decrecientes que terminan al tope con calizas
negras. Los conglomerados son rocas resistentes (según estimación de
la dureza en el campo, tomada del Chart “TheDescription of Rock
MassesforEngineeringPurposes”, Anon, 1977), sin embargo, son
vulnerables a la meteorización, que los disgregan, dando como
resultado suelos finos de colores marrones, con fragmentos de rocas.
La Formación Tarata se habría formado en una cuenca andina
intra montañosa rellenada inicialmente por grandes depósitos de tipo
huayco (conglomerados verdosos y violáceos). La sucesión de
sedimentos más finos hacia el tope (intercalaciones de areniscas,
lutitas y calizas) hacen pensar que se habría tratado de una cuenca
endorreica, la cual recibía grandes aportes de una erosión
fluvioglaciaria y fluvial de rocas volcánicas (grupo Toquepala) e
intrusivas.
2. Formación Barroso
La Formación Barroso aflora al Norte del poblado de Tarata, en
la carretera que conduce a los poblados de Chivatería y Solabaya y se
extiende a manera de una lengua, que ingresa al valle con un dirección
Sur-Oeste.
Descansa sobre la Formación Tarata con discordancia angular y
hacia el tope está cubierta por depósitos aluviales recientes del
Cuaternario. Se le asigna una edad del Plioceno-Pleistoceno. Su
litología en esta zona está compuesta por lavas de andesita porfirítica
de color gris claro, con grandes fenocristales oscuros de hornblendas
de hasta 1 cm.
Son rocas muy compactas y resistentes, y forman grandes
bloques columnares de varios metros de altura. La meteorización de
estas rocas forman suelos gravosos con relleno arenoso, los cuales
presentan coloraciones grises y forman los depósitos aluviales en los
alrededores de los poblados de Chivatería y Solabaya.
3. Rocas Intrusiva
En los alrededores del poblado de Tarata se encuentran
afloramientos de rocas intrusivas que comprenden tonalitas y
granodioritas, que intruyen a la formación Tarata, siendo de una edad
del Eoceno La tonalita abarca un área de pequeña extensión y afloran
al pie de los Cerros Sivijane y Picasa al Nor – Oeste del poblado.
La granodiorita se extiende al Este de Tarata, en el Cerro Santa
María, donde muestra su mejor exposición. Es una roca muy
resistente, con una coloración gris verdosa. En el corte de la carretera
Tarata-Ticaco se encuentra altamente meteorizada, causando
derrumbes y caída de rocas, especialmente en períodos de lluvia.
a. Depósitos Fluvioglaciares
Estos depósitos se ubican a partir de los 3000 m. hasta los 3200
m. Se encuentran cubriendo parcialmente la Formación Tarata, la
Formación Barroso y el intrusivo granodiorítico a manera de terrazas
colgadas. Se estima que tienen un espesor entre 30 y 80 m. Están
compuestos por clastos subredondeados de variada litología, producto
de la erosión de las formaciones geológicas descritas anteriormente,
con diámetros variables que varían en el orden de los 50 cm. hasta
varios metros.
Se tratan de intercalaciones de conglomerados y
microconglomerados con relleno limoarenoso que presentan
tonalidades beiges y grises, los cuales presentan una estratificación
grosera.
La terraza fluvioglaciar donde se asienta el poblado de Tarata,
forma una plataforma con una ligera inclinación hacia el Río Tarata.
Gran parte de estos depósitos son utilizados como terrenos de cultivo.
b. Depósitos antropogénicos
Dentro de este tipo de depósitos están incluídos aquellos
depósitos generados por el hombre sin intervención de procesos de
transformación industrial. Estos depósitos están conformados por
basura y restos de escombros de viviendas, así como de material de
corte y relleno. El material de corte y relleno está formado por suelo
residual y roca meteorizada sin una compactación adecuada en
algunos casos.
Los depósitos antropogénicos de basura se ubican al Nor-Oeste
del poblado de Tarata, y ocupan una parte de la escarpa formada por
la terraza fluvioglaciar. Los depósitos antropogénicos de relleno (Qh-
an-r) en algunos casos se encuentran rellenando quebradas antiguas.
Tal es el caso de una parte de la Calle 28 de Julio, en donde con la
ayuda de calicatas se pudo encontrar este depósito, el cual no presenta
una compactación adecuada. De igual forma, la parte trasera del
Colegio Estatal de Tarata muestra un depósito de relleno, que a
diferencia del anterior, se encuentra bien compactado.
3. Geología Estructural
No se han identificado fallas regionales que atraviesen el poblado de
Tarata, sin embargo se ha podido notar sistemas de fracturamiento en las
rocas más resistentes como intrusivos y andesitas de la Formación,
debidas a su emplazamiento inicial y a lameteorización.
4. Aspecto Geomorfológico - Geomorfología Local
En el contexto regional, el poblado de Tarata se enmarca
geomorfológicamente dentro de la zona disectada del Flanco Occidental de
los Andes. Esta unidad geomorfológica, de carácter regional, describe una
topografía muy quebrada por la intensa erosión ejercida por los ríos que
labrado valles hasta de 1,000 m. de profundidad.
Los valles principales de estos ríos se caracterizan por ser jóvenes y
muy estrechos, presentando perfiles transversales en forma de “V” (Río
Tarata), donde sus flancos son de fuerte pendiente, llegando alcanzar
hasta 40º de inclinación. Sin embargo, los campesinos han logrado
aprovechar algunas de estas áreas para la agricultura, como lo hicieron sus
antepasados, utilizando sistemas de andenería y canales que se desplazan
a lo largo de los flancos de estos valles.
El origen del ensanchamiento que presentan estos valles en su parte
superior se ha debido principalmente a procesos de meteorización, los
cuales han causado la fragmentación y alteración de las rocas
sobreviniendo en remoción de detritos y deslizamientos de las laderas
más inestables debido a la acción de la gravedad y la fuerte pluviosidad de
las zonas alto andinas.
Se han podido diferenciar tres zonas, marcadas por un fuerte
contraste topográfico: terrazas fluvioglaciares, superficies de erosión y
zonas de cerros altos.
En Tarata se han identificado dos terrazas escalonadas ubicadas a
partir de los 3000 y 3,200 m. respectivamente. Las terrazas más bajas
yacen sobre la Formación Tarata, mientras que las otras se encuentran
sobre el cuerpo intrusivo y la Formación Barroso.
El poblado se ha desarrollado en la terraza más baja, la cual presenta
una superficie llana ligeramente inclinada al Nor Oeste. Esta terraza se
encuentra en el flanco izquierdo del Valle del Río Tarata y su borde que da
al río presenta una escarpa subvertical de 50 a 60 grados que en su mayor
parte está ocupada por terrenos de cultivo.
Así mismo, parte de ella ha sido empleada como una zona de depósitos
de desechos sanitarios y basura. En esta terraza se han identificado dos
deslizamientos antiguos, los cuales han desplazado los terrenos de
cultivos. También se ha podidoobservar zonas de reptación en las laderas,
como lo evidencian la inclinación de los eucaliptos a favor de la pendiente.
Las superficies de erosión están representadas por la topografía de la
Formación Tarata, la cual ha expuesto pequeñas elevaciones relativas al
poblado, con pendientes de 30 grados en promedio. Las laderas han sido
parcialmente ocupadas por terrenos de cultivo y se caracterizan por estar
fuertemente meteorizadas y drenadas por la acción pluvial, formando
suelos residuales de 30 – 50 cm de espesor en las partes más bajas. En la
carretera Tarata-Ticaco se puede observar una escarpa formada por un
deslizamiento antiguo de bloques de conglomerados (debrisflow); al pie
del deslizamiento se puede apreciar un bosque de rocas de hasta 5 m.
La topografía expuesta por la Formación Barroso y la granodiorita
constituyen las zonas altas en el poblado de Tarata. Son rocas resistentes a
la meteorización, y en el caso de la Formación Barroso se encuentra
formando escarpas verticales, de grandes bloques columnares, como se
puede apreciar en el flanco derecho del valle. La superficie expuesta por la
granodiorita no presenta escarpas, por el contrario es suave y ligeramente
ondulada debido a la fuerte meteorización.
Dado que la zona de expansión urbana del poblado de Tarata está
conformada en su mayoría por zonas de laderas de cerros y superficies de
erosión, es importante que los terraplenes que se hagan por corte y
relleno sean compactados adecuadamente.
CAPITULO II
CALCULO DE LEY PROMEDIO PONDERADO
1. Condiciones de la Cantera:
El muestreo antes de iniciarse la explotación en la zona de Tarata,
específicamente en la cantera San Diego, muestra presencia de altas
concentraciones de caliza, por lo tanto se pide realizar el planeamiento
respectivo, el tiempo de explotación y equipo requerido a utilizar, el
método de explotación, entre otros.
a. Datos de Muestreo
CODIGO DE MUESTRA CaCO3 %
C – 1 91.3 %
C – 2 95.4 %
C – 3 98.5 %
C – 4 96.2 %
C – 5 95.1 %
C – 6 98.8 %
C – 7 90.2 %
C – 8 91.4 %
La zona perimetral que se explotará se dividió en 8 partes
representativas y en cada parte se realizó las respectivas calicatas,
tomándose un compósito de muestras y realizando un cuarteo.
2. Calculo de ley promedio
ponderado cantera de
caliza San Diego
Ac−1=A⎕−A1+A2−A3
a. CÁLCULO DE ÁREA DE RECTÁNGULO:
A⎕=24 x66A⎕=2904mm
2
Se sabe que la escala está dada por la siguiente relación:
55mm=35m(PLANO: TERRENO)
A⎕=2904mm2 x ( 35m55mm )
2
A1=1176m2
b. CALCULO DE A1
A1=d x [ (hf+hi )+2(h1+h2+….+hf −2+hf −1)2 ]
A1=5 x [ (1.7+0 )+2 (12+9.7+5+4+3+….+0.5+0.25+0 )2 ]
A1=235.5mm2
Se sabe que la escala está dada por la siguiente relación:
55mm=35m(PLANO: TERRENO)
A1=235.5mm2 x ( 35m55mm )
2
A1=95.37m2
c. CALCULO DE A2
A2=d x [ (hi+h f )+2(h1+h2+….+h f−2+hf −1)2 ]
A2=5x [ (1.5+0 )+2(2.5+3.5+5+4+3+1.5)2 ]
A2=56.25mm2
Se sabe que la escala está dada por la siguiente relación:
55mm=35m(PLANO: TERRENO)
A2=56.25mm2 x ( 35m55mm )
2
A2=22.78m2
d. CALCULO DE A3
A3=d x [ (hi+h f )+2(h1+h2+….+h f−2+hf −1)2 ]
A3=5x [ (4+0 )+2(3.5+2.5+2+2+0.5)2 ]
A3=57.5mm2
Se sabe que la escala está dada por la siguiente relación:
55mm=35m(PLANO: TERRENO)
A3=57.5mm2 x ( 35m55mm )
2
A3=23.29m2
e. Calculo de área total C-3
AC−3=A⎕−A1+A2−A3
AC−3=1176−95.37+22.78−23.29
AC−3=1080.12m2
Así sucesivamente se procede a los cálculos posteriores:
AC−1=1758.50m2
AC−2=1169.38m2
AC−3=1080.12m2
AC−4=1106.74m2
AC−5=556.31m2
AC−6=723.59m2
AC−7=2004.65m2
AC−8=1440.18m2
Calculo de la ley promedio ponderado:
Ley prom. Poderado=(ley c−1 x AC−1 )+ (leyc−2 x AC−2 )+…+ (leyc−8 x AC−8 )
AT
Ley prom. Poderado=(91.3 x 1758.5 )+(95.4 x 1169.38)+…+ (91.4 x1440.18 )
9839.47
Ley prom. Poderado=93.68%
CAPITULO III
CALCULO DE RESERVAS CANTERA DE CALIZA SAN DIEGO – TARATA
3. Cálculo de Reservas: Secciones Transversales
Se ha procedido a ejecutar el Cálculo de reservas por el método de
Áreas Extremas mediante secciones transversales (ver plano Anexo 1)
ayudado con el Excel, habiéndose seccionado a toda el área con 12
secciones transversales, numeradas en el orden de A – A’ a L – L’; con lo
que se obtuvo un volumen de 249 037.53que multiplicado por su peso
especifico de la caliza se tiene como reserva probada total de la zona en
estudio en 656187,999toneladas métricas. No se consideran las reservas
probables que existen, por cuanto es suficiente para el proyecto.
a. Calculo de los cortes :
Ejemplos corte A – A` y corte B – B`:
i. Corte A- A’:
X YTALUD FNAL LINEA HΔ
LINEA DESBROCE HΔ
47,12 2281 2245 2270 11 2285 -449,81 2280 2245 2270 10 2285 -556,36 2279 2245 2270 9 2285 -661,57 2278 2245 2270 8 2285 -766,11 2277 2245 2270 7 2285 -870,64 2276 2245 2270 6 2285 -973,83 2275 2245 2270 5 2285 -1077,02 2274 2245 2270 4 2285 -1182,23 2274 2245 2270 4 2285 -1184,75 2275 2245 2270 5 2285 -1087,94 2276 2245 2270 6 2285 -990,46 2277 2245 2270 7 2285 -894,32 2278 2245 2270 8 2285 -798,85 2279 2245 2270 9 2285 -6
102,04 2280 2245 2270 10 2285 -5104,56 2281 2245 2270 11 2285 -4107,08 2282 2245 2270 12 2285 -3110,27 2283 2245 2270 13 2285 -2112,78 2284 2245 2270 14 2285 -1115,30 2285 2245 2270 15 2285 0117,82 2286 2245 2270 16 2285 1120,33 2287 2245 2270 17 2285 2123,52 2288 2245 2270 18 2285 3126,04 2289 2245 2270 19 2285 4128,56 2290 2245 2270 20 2285 5
CORTE A – A’
47.12 57.12 67.12 77.12 87.12 97.12 107.12 117.12 127.122240
2245
2250
2255
2260
2265
2270
2275
2280
2285
2290
CORTE A - A´TALUD FINALLINEA DE DIVISIONLIMITE DE DESBROCE
DISTANCIA
COTA
S
AREA CALIZABASE ALTURA AREA81,44 25 2036,0576981,44 10,560 860,030769
AREA TOTAL 2896,08846
AREA CORREGIDA2809,2058
1AREA DESBROCE
BASE ALTURA AREA13,26 2,50 33,1417224
AREA CORREGIDA32,147470
7
Para el cálculo del área de la sección transversal caliza (mineral +
desmonte):
Área 1:
Area1=25 x 81.44=2036,05769m2
Área 2:
Area2=∑ alturas
numerodealturasxbase=10.56 x81.44=860,030769m2
Areamineral+desmonte=2036,05769m2+860,030769m2=2896,08846m2
Aplicando el factor de corrección en base a comparación con la sección transversal
del mismo tramo en Autocad 2010.
Factor de corrección = 0.97
Areamineral+desmonte=2896,08846m2 x 0.97=2809 ,20581m2
Para el cálculo del área de la sección transversal caliza (desmonte):
Areadesmonte=∑ alturas
numerodealturasxbase=2,5 x13,26=33,1417224m2
Factor de corrección = 0.97
Areadesmonte=33,1417224m2 x 0.97=32 ,1474707m2
AreaTotalMineral=2809,20581m2−32,1474707m2=2863,9409m2
Descontando 5% de desmonte dentro del área de Mineral:
AreaTotalMineral=2863,9409m2−(2863,9409m2 x 0.05 )=2720 ,74394m2
ii. Corte B- B’:
X YTALUD FNAL LINEA HΔ
LINEA DESBROCE HΔ
53,17 2281 2245 2270 11 2285 -454,52 2280 2245 2270 10 2285 -556,54 2279 2245 2270 9 2285 -657,21 2278 2245 2270 8 2285 -758,56 2277 2245 2270 7 2285 -859,57 2276 2245 2270 6 2285 -960,91 2275 2245 2270 5 2285 -1061,92 2274 2245 2270 4 2285 -1164,28 2273 2245 2270 3 2285 -1269,33 2273 2245 2270 3 2285 -1271,68 2274 2245 2270 4 2285 -1173,37 2275 2245 2270 5 2285 -1074,04 2276 2245 2270 6 2285 -975,38 2277 2245 2270 7 2285 -876,39 2278 2245 2270 8 2285 -777,40 2279 2245 2270 9 2285 -678,75 2280 2245 2270 10 2285 -580,43 2281 2245 2270 11 2285 -481,78 2282 2245 2270 12 2285 -383,13 2283 2245 2270 13 2285 -284,13 2284 2245 2270 14 2285 -185,48 2285 2245 2270 15 2285 086,83 2286 2245 2270 16 2285 187,50 2287 2245 2270 17 2285 289,52 2288 2245 2270 18 2285 390,19 2289 2245 2270 19 2285 491,00 2290 2245 2270 20 2285 5
CORTE B – B ‘
53.00 58.00 63.00 68.00 73.00 78.00 83.00 88.00 93.002220
2230
2240
2250
2260
2270
2280
2290
2300
CORTE B - B'TALUD FINALLINEA DE DIVISIONLIMITE DE DESBROCE
Distancia
Cota
s
AREA CALIZABASE ALTURA AREA56,20 25 140556,20 10 562
AREA TOTAL 1967AREA CORREGIDA 1907,99
AREA DESBROCEBASE ALTURA AREA5,52 3 13,7981
AREA CORREGIDA 13,3841
AreaTotalMineral=1907,99m2−13,3841m2=1953,6159m2
Descontando 5% de desmonte dentro del área de Mineral:
AreaTotalMineral=1953,6159m2−(1953,6159m2 x 0.05 )=1855 ,93507m2
Al final se tendrá el siguiente cuadro resumen de las secciones trazadas y sus
respectivasáreas y volumen de las reservas:
AREAS TOTALES CORREGIDAS (MINERAL + DESMONTE)
TRAMO AREA 1 AREA 2DISTANCI
A VOLUMEN
A-B2809,2058
1 1907,99 5,87513856,762
7
B-C 1907,991962,5686
7 17,533867,388
3
C-D1962,5686
71382,4831
7 17,529269,203
6
D-E1382,4831
71699,2254
8 17,526964,950
7
E-F1699,2254
81718,9519
2 17,529909,052
3
F-G1718,9519
21777,2970
1 17,530592,178
2
G-H1777,2970
12028,8268
5 17,533303,583
8
H-I2028,8268
51586,4528
4 17,531633,697
3
I-J1586,4528
4769,42887
2 17,5 20613,965
J-K769,42887
2561,71119
9 17,511647,475
6
K-L561,71119
91334,6593
8 54740,9264
4
VOLUMEN TOTAL266399,18
4
Teniendo las siguientes densidades del mineral de caliza:
δbanco=2,6Tn/m3
δsuelta= δbanco1+esponjamiento
=2.6Tn/m3
1+0.40=1.86Tn /m3
δsuelta=1,86Tn /m3
TONELAJE EN BANCO 692637,878 Tn
TONELAJE EN SUELTO 495502,482 Tn
AREAS DESBROCE
TRAMO AREA 1 AREA 2DISTANCI
A VOLUMEN
A-B32,147470
7 13,3841 5,875 133,749091
B-C13,384134
6 13,0577 17,5 231,365986
C-D13,057692
3 3,2644 17,5 142,81851
D-E3,2644230
8 12,7149 17,5 139,819321
E-F12,714927
9 3,5909 17,5 142,675691
VOLUMEN DESMONTE790,42859
8
Teniendo las siguientes densidades del mineral de caliza:
δbanco=2,3Tn /m3
δsuelta= δbanco1+esponjamiento
=2.3Tn /m3
1+0.50=1.53Tn/m3
δsuelta=1,53Tn /m3
TONELAJE EN BANCO
1817,98578 Tn
TONELAJE EN SUELTO
1209,35575 Tn
Descontando el 5 % de impurezas de la caliza en el tonelaje total del mineral
y el tonelaje de desbroce se tendrá:
TonelajeMineralverdadero=TonelajeMineral−(TonelajeMineral∗5%)
TONELAJE EN BANCO
656278,898 Tn
TONELAJE EN SUELTO 469578,47 Tn
CAPITULO IV
METODO DE EXPLOTACION
1. Selección del Método de Explotación
Los yacimientos se encuentran en la naturaleza en diferentes formas,
posiciones y profundidades. Para extraerlos económicamente existen hoy
poderosas herramientas de cálculo que ayudan a diseñar y ejecutar un plan de
minado. Varias de ellas muy conocidas, estos programas son aplicados para
métodos de explotación superficial o subterránea, pero fundamentalmente
están basados en los siguientes parámetros:
- Forma y posición del yacimiento.
- Valor económico del yacimiento.
- Tipo de formación geológica y calidad del terreno.
- Relación de desmonte a mineral (stripping ratio).
- Topografía del terreno superficial.
Para diseñar nuestro proyecto de planeamiento utilizaremos el método
manual por ser una cantera de pequeña producción, y con la ayuda de otros
programas (SURFER, MINESIGHT), podremos correr uno de estos programas
para una mejor representación visual en 3D de la forma a explotar la cantera.
Las ventajas de la minería cielo abierto respecto al método subterráneo
son:
- Permite recuperar mejor las reservas.
- Se puede flexibilizar las operaciones.
- Menor costo por tonelada movida.
- Se controla mejor la mineralización.
- Se tiene mejor seguridad para el personal.
- Se tiene mejor ambiente de trabajo.
Además se conocen dos tipos de explotación a cielo abierto como ser:
continua y discontinua. Estos principalmente están ligados al tipo de
transporte, que es una de las variables de mayor costo en el proceso de
explotación.
Por la naturaleza del yacimiento, se aplicará el método de explotación a
cielo abierto discontinua que tiene las siguientes características:
- Perforación y voladura
- Carguío con cargador frontal.
- Transporte con volquetes.
- Chancado y/o almacenamiento en cancha o botadero.
Imag.2 Imagen que muestra los tipos de explotación a cielo abierto
2. Operaciones de Pre minado
a. Accesos
La topografía del terreno permite la construcción de carreteras, con
avance rápido y poca inversión. Para el inicio de la explotación
primeramente se ejecutará el desbroce por encima del nivel 2285, para lo
cual se construirá una carretera desde este nivel hasta el botadero de
cinco metros de ancho, con una pendiente variable de 20% a 10% y 300
metros de longitud aprox.
La otra carretera también de cinco metros de ancho, con pendientes
de 10% y 300 metros de longitud será desde el nivel 2285 hasta la planta
de tratamiento.
b. Botadero
Estará ubicado al Nor -Oeste del yacimiento, a una distancia
aproximada de 250 m desde el nivel más alto 2285. Almacenará el
material estéril proveniente de las zonas punto F y G encima del nivel
2285 y después cada vez más cerca de la zona minada tal como se vaya
planificando la explotación.
Las características técnicas del botadero son
- Ancho: 30 m
- Largo: 80 m
- Superficie: 2400 m2
- Pendiente: 30%
c. Descripción del Preminado
Esta etapa permitirá la obtención de frentes libres de estéril
dispuesto para la explotación del mineral. El material aluvial de
sobrecarga, consiste en roca triturada por la intemperización y material
morrénico mezclado con rocas no consolidadas.
El tractor de oruga elegido, limpiará la superficie de un frente de
10m de ancho aproximadamente, empujando, cortando y apilando el
material estéril para que sea cargado al volquete mediante un cargador
frontal y se transporte al botadero hasta completar la longitud suficiente
para un frente para luego proceder a la perforación y voladura respectiva
y extracción del mineral.
Img. 3 Secuencia de explotación
3. Método de Explotación
El método de explotación elegido en términos genéricos es el que se
aplica a las explotaciones de minerales industriales (tipo cantera), consiste en
cortar bancos de 5 m de altura desde el nivel 2285 hasta el nivel 2245, los
bancos pueden ser únicos y/o múltiples según sea el caso, quien permite
realizar los trabajos con mayores condiciones de seguridad, posibilitando la
recuperación total de las reservas. Mediante el método y por la naturaleza
del mineral se procederá al ciclo de explotación de:
- Perforación.
- Voladura.
- Carguío.
- Transporte
- Chancado y/o almacenamiento en cancha o botadero.
a. Ventajas y Desventajas del Método de Explotación
El método ofrece más ventajas y desventajas:
i. Ventajas:
El método de sencillo y de gran flexibilidad.
Permite realizar una buena supervisión y control, por la amplia
visibilidad de las operaciones.
Otorga amplia seguridad e higiene en las operaciones de minado y
pre minado.
Permite elegir la utilización de equipo y/o maquinaria pesada
propia o alquilada
Debido a la naturaleza de yacimiento y las características físicas
presentadas por el mineral se utilizará el proceso de perforación y
voladura.
Se puede realizar un minado selectivo del mineral, de la calidad y
cantidad requerida por la planta de procesamiento.
ii. Desventajas
El movimiento de material en la extracción ocasiona polvareda
sobre todo en la limpieza del estéril.
La pérdida de mineral es inevitable, en el desbroce y por las
condiciones de mineral requerido.
b. Arranque de Mineral
Para el arranque de mineral se aplicará el proceso de perforación
y voladura, los factores a considerar son:
i. Criterios para la selección del equipo de perforación:
Tipo de aplicación.-Si es para banqueo, trinchera, precorte,
según condiciones del terreno, maniobrabilidad, control de
maquinaria, etc. en nuestro caso es para banqueo.
Tipo de roca.-La roca que se encuentra en esta cantera se
asume que casi en su totalidad se refiere a una caliza con una
resistencia promedio de 800-1500 kg/cm2.
Fragmentación de la roca.-Capacidad de fragmentarse con
dependerá de la acción de la energía del explosivo.
Diámetro del taladro.- Las perforadoras se diseñan para
perforar un diámetro óptimo si el diámetro es mayor baja la
velocidad de perforación, si es menor aumenta la velocidad
respecto al óptimo. El diámetro también depende en la escala
de producción, diámetro grande produce gran volumen,
fragmentación gruesa para equipo de carguío también
grande. Se requiere fragmentación media afina para una
pala de 0,2 m3 de cuchara o 0.5 TN.
Materiales explosivos disponibles y/o utilizables.- Es
necesario conocer los efectos de ciertos tipos de explosivos
en la fragmentación de rocas y en qué tipo de rocas deberían
ser usados. El explosivo más barato utilizado es el ANFO.
Condiciones de medio ambiente.- Para reducir niveles de
vibración y ruido producto de las voladuras. En este caso no
se tendrá problemas al respecto ya que no existe área urbana
cercana.
ii. Diseño de voladura
En el diseño de voladura, se sigue principalmente dos
tipos de parámetros:
Parámetros operativos o fijos.- Que deben ser
cuidadosamente determinados y no se pueden alterar
fácilmente:
- Características de la roca.
- Altura de banco.
- Ancho de banco.
- Diámetro del taladro.
- Ángulo de perforación.
Parámetros variables.-Que puede ser variados y son
propios de la voladura, como:
- Malla de voladura (burden y espaciamiento)
generalmente S:B = (1,2 – 1,5)xB
- Energía del explosivo.
- Secuencia de encendido y retardo entre filas.
- Atacado.
- Consumo específico de explosivos
Parámetros técnicos más importantes para el diseño:
- Densidad del estéril suelto : 1,53 t/m3
- Densidad de la caliza en banco : 2,6 t/m3
- Longitud de frentes : 10 m
- Ancho de corte : 10 m
- Angulo de talud final : 57º
- Diámetro de perforación : 2,5 pulg
- Malla de perforación : 2,5 x3,5 m
- Profundidad de perforación/tal : 6 m
- Altura de banco : 5 m
- Explosivo a utilizar : ANFO
- Factor de carga explosiva : 0,40 kg/m3
- Velocidad promedio de penetración : 20 m/hr
- Densidad suelta de caliza : 1,86 t/m3
.
Tv = Tonelaje de una Voladura = 976.5 tn
AV= Ancho de la Voladura = 10 m
H = Altura de Banco = 5 m
P.E=Peso Especifico = 2.6 tn/m3
Lv = Longitud de Voladura = 10.5 m
Q = Producción Requerida = 240 tn/día
No= Numero de Días = 6 días/semana
Img. 4 Esquema operacional de voladura talud de la cantera
iii. Carguío y Transporte de Mineral
La operación de carguío se efectuará por transferencia
directa, desde el apilado de mineral después de la voladura por
el cargador frontal con ruedas, al volquete con las cucharadas
respectivas hasta completar la capacidad real de transporte del
mismo, y luego el recorrido hacia la planta procesadora.
Img. 5 Determinación del ángulo de talud de banco y talud final
Img 6. Diseño de Carga Explosiva
Los ciclos de carguío por cucharón y el ciclo total de transporte
serán analizados más adelante.
El control de los rendimientos es importante, porque se determina
la capacidad de producción, su efectividad y la rentabilidad del
proyecto, por lo tanto permite la planificación de los trabajos y la
selección de los equipos de carguío y transporte más apropiados.
CAPITULO V
DETERMINACION DE EQUIPOS
5 Selección de Equipos Para la Mina
5.1 CALCULO DEL TAMAÑO DEL CARGADOR FRONTAL
Producción requerida: 240 ton/dia Densidad del mineral: 2.6 ton/m3
Factor de esponjamiento(S): 40 % Factor de carguío (FF): 85 % Horas de trabajo por día: 8 hr Horas efectivas de trabajo: 6.5 hr Factor de eficiencia (E):0.57
Desarrollo:
Calculo de E
E=FoxFtx5060
Donde:
Fo=f 1xf 2
Ft=heht
F1= Factor de operador (0.7 – 1.0)F2= Factor de trafico de volquetes (0.7 – 1.0)He = Horas efectivas por turno (6.5 – 7)Ht= Horas por turno 8.0
Asumiendo
Fo=f 1xf 2 Fo=0.85 x1 Fo=0.85
Ft=heht
Ft=6.58Fo=0.81
E=FoxFtx5060
E=0.85 x0.81 x 5060
E=0.57
Calculo de la producción horaria:
240 ton/dia6.5hr /dia
=36.92 ton /hr
Q=36.92 ton /hr2.6 ton /m3
=14.2m ³ /hr
Aplicamos la fórmula para calcular la cap. De la cuchara del cargador
Q=CCxFFxEx60tm
Q = Producción horaria (yd3/hr )CC= cap. Efectiva de la cucharaFF= factor de llenadoE= eficiencia global
CC= Qxtm60 xFFxE
CC= 14.2x 0.3360 x 0.57 x0.85
CC=0.16≈0.2m ³=0.26 yd3≈3/ 4 yd3
CC=0.2m ³ x 1.86 tonm3
=0.37 ton≈0 .5 ton
5.2 CALCULO DE NÚMERO DE PASES AL CAMIÓN:
Producción requerida: 240 ton/dia Densidad del mineral: 2.6 ton/m3
Factor de esponjamiento(S): 40 % Factor de carguío (FF): 85 % Horas de trabajo por día: 8 hr Horas efectivas de trabajo: 6.5 hr Factor de eficiencia (E):0.57 Cap. Camion a cargar: 4 ton, 6 ton, 12 ton Ciclo de trabajo: 20seg Factor operativo: 50/60
Calculo de yd ³ /hr
yd ³ /hr=CCxFFxEx60tm
yd ³ /hr=0.75 x0.85 x 0.57 x600.33
yd ³ /hr=66 .07 yd ³ /hr
Calculo del a densidad suelta
ρs= ρB(1+e)
=¿ ρs= 2.6(1+0.4 )
=¿ ρs=1 .86TM /m ³
ρs=1.86 TMm3
x 0.8428=¿ ρs=1 .57TC / yd3
Calculo de toneladas cortas por ciclo
TC /ciclo=1.57 x1 x0.85=1.33TC /ciclo
Calculo de número de ciclo por hora
N ° ciclos/hr= 50min/hr0.33min/ciclo
=151 .52ciclo/hr
Calculo de la producción horaria
∏ ¿hr=152.52 ciclohr
x 1.33TCciclo
x 0.57
∏ ¿hr=114 .86 TChr
Calculo del número de pases por la cap. De los camiones
N ° pases= 4 ton
1.33tonpase
=3.00≈3 pases
N ° pases= 5 ton
1.33tonpase
=3.76≈ 4 pases
N ° pases= 6 ton
1.33tonpase
=4.51≈5 pases
N ° pases= 8 ton
1.33tonpase
=6.02≈6 pases
N ° pases= 10 ton
1.33tonpase
=7.52≈8 pases
N ° pases= 12 ton
1.33tonpase
=9.02≈9 pases
5.3 CALCULO DE CAPACIDAD DE LA TOLVA DE LAS DIFERENTES CAPACIDADES DE CAMIONES
Datos: Densidad de banco: 2,6 ton/m3
Capacidad de la tolva: 4 ton, 6tn, 8 ton ,10 ton
Desarrollo: Calculo de la densidad suelta ρs
ρs= ρB(1+e)
=¿ ρs= 2.6(1+0.4 )
=¿ ρs=1.86TM /m ³
ρs=1.86TM /m3 x1686=¿ ρs=2512 .14 lb / yd3
Cap. 4 ton
cap . ( yd3)=cap . camionx2000ρs
cap . ( yd3)= 4 x2000
2512.14 lb / yd3
cap . ( yd3 )=3.18 yd3
cap . ( yd3 )≈3 yd3
Cap. 6 ton
cap . ( yd3)=cap . camionx2000ρs
cap . ( yd3)= 6 x 2000
2512.14 lb / yd3
cap . ( yd3 )=4.8 yd3
cap . ( yd3 )≈5 yd3
Cap. 8 ton
cap . ( yd3)=cap . camionx2000ρs
cap . ( yd3)= 8x 2000
2512.14 lb / yd3
cap . ( yd3 )=6.37 yd3
cap . ( yd3 )≈6 yd3
Cap. 10 ton
cap . ( yd3)=cap . camionx2000ρs
cap . ( yd3)= 10 x 2000
2512.14 lb / yd3
cap . ( yd3 )=7.96 yd3
cap . ( yd3 )≈8 yd3
5.4 CALCULO DEL FACTOR OPERATIVO DE LOS CAMIONES
Con los cálculos obtenidos anteriormente, ahora procederemos a calcular
el factor operativo de los camiones dispuestos en el mercado de 4ton, 5 ton, 6
ton, 8 ton, 10 ton. Asumiendo que operan eficientemente con un ciclo de pase
de 42 seg, se llena al raz, suponiendo que el número de pasadas se calculó en
el procedimiento 2. La distancia de recorrido es de 300 m y la velocidad
promedio del volquete es de 30 km/hr.
Desarrollo:
Calculo del tiempo de ida y regreso:
tidayregreso=600mx60
minhr
30kmhr
x1000mkm
tidayregreso=1.2min
4 ton
x=60 seg≈1mino Calculo del ciclo del camión
Ct=tida+tregreso+tcarga+tdescarga+ tmaniobras+tmuertosCt=1.2+1+0.5+0.3+0.4Ct=3.4min
El tiempo de descarga, maniobras y muertos será de 2.4 para todos,
variando solo el tiempo de carga.
o Número de camiones requeridos para calcular el cargador frontal
ocupado
N °=3.41
=3.4 ≈4camiones
o Tiempo requerido para cargar 3 camiones
T .cargio del camion=4camionesx 1mincamion
=4min
o Tiempo perdidoTp=4min−3.4min
Tp=0.6mino Factor operativo
F .O=2.43x100=80%
5 ton
x=80 seg≈1.3min
o Calculo del ciclo del camión
Ct=tida+tregreso+tcarga+tdescarga+ tmaniobras+tmuertosCt=1.2+1.3+0.5+0.3+0.4Ct=3.7min
.o Número de camiones requeridos para calcular el cargador frontal
ocupado
N ° camiones=3.71.3
=2.85≈3 camiones
o Tiempo requerido para cargar 3 camiones
T .cargio del camion=3camionesx 1.3mincamion
=3.9min
o Tiempo perdidoTp=3.9min−3.7min
Tp=0.2min
o Factor operativo
F .O=3.73.9
x 100=95%
6 ton
x=100 seg≈1.67mino Calculo del ciclo del camión
Ct=tida+tregreso+tcarga+tdescarga+ tmaniobras+tmuertosCt=1.2+1.67+0.5+0.3+0.4Ct=4.07min
o Número de camiones requeridos para calcular el cargador frontal ocupado
N °=4.071.67
=2.41≈3camiones
o Tiempo requerido para cargar 3 camiones
T .cargio del camion=3camionesx 1.67mincamion
=5.1min
o Tiempo perdidoTp=5.1min−4.07min
Tp=0.94mino Factor operativo
F .O=4.075.1
x100=80%
8 ton
x=120 seg≈2min
o Calculo del ciclo del camión
Ct=tida+tregreso+tcarga+tdescarga+ tmaniobras+tmuertosCt=1.2+2+0.5+0.3+0.4Ct=4.4min
o Número de camiones requeridos para calcular el cargador frontal ocupado
N °=4.42
=2.2≈2camiones
o Tiempo requerido para cargar 3 camiones
T .cargio del camion=2camionesx 2mincamion
=4min
o Tiempo perdidoTp=4min−4.4minTp=−0.4min
o Factor operativo
F .O=4.44x 100=110%
5.5 CALCULO DEL LA FLOTA DE CAMIONES Y EL NÚMERO DE PALAS
Si tenemos un camión de 5 ton de carga, pala de 0.75 yd³ de cap.
Tiempo de trabajo de 300 días/ año, 1 guardia/8hr, ciclo de camión 2.4
min, producción requerida 72 000 ton/año, con una relación de desbroce
de 0.04 : 1, densidad en banco 2.6 ton/m³ = 2.19 TC/yd³, para un mineral
de caliza que tiene las siguientes características: F.e = 40%, F.llen.= 85 %
Desarrollo:
Producción total
o Producción de caliza = 72 000 TCo Producción de desmonte = 72 000 x 0.042 = 3024 TC
∏ .total=72000+3024=75024TC / año
Producción horaria
tonhr
=75024 x 1año300 dias
x1dia
1guardiax1guardia8hr
tonhr
=31 .26 tn/hr .
Datos
ρCaliza de banco = 2.19tc/yd³F.e = 40 %F.llen.= 85%
Cap. Cargador
Cap .C .F=0.75 x 0.85=0,64 y d3
BCY= LCY(1+e)
= 0.641+0.4
=0.46 yd ³/ciclo
0.46 yd ³ /ciclox2.19 tc / yd3=1TC
cap . cuchara=1TC
Calculo de numero de pases
x=80 seg≈1 .3mi n
o Calculo del ciclo del camión
Ct=tida+tregreso+tcarga+tdescarga+ tmaniobras+tmuertosCt=1.2+1.3+0.5+0.3+0.4Ct=3 .7min
Producción efectiva por hora
∏ ¿hr
=Cap . camionx60
minhr
xF .O
Ct¿
∏ ¿hr
=5 tonx 60
minhr
x1
3,7¿
∏ ¿hr
=81.011 ton /hr ¿
Pero ese cálculo estaría a una F.O de 60/60 y se va a considerar en este problema de 50/60
∏ ¿hr
=81.011tonhr
x5060
=67 .51TN /hr ¿
Calculo de numero de camiones
N ° camiones=∏ . horaria
∏ . efectiva
N ° camiones=31.2667.51
N ° camiones=0 .46≈1camion≈2camiones
Número de camiones por pala
N ° camiones / pala= ciclodecamionciclodepala
=3.71.3
=2.85≈3camiones
Número de camiones cargados por hora
N °camiones
hr=60minhr
x50/60
3.7
N °camiones
hr=13 .51camiones /hr
Numero de cargadores requeridos
N °C .F= Produccionrequerida
cap . camionxN °camiones
hr
N °C .F= 31.265 x13.51
N °C .F=0 .46
N °C .F ≈1cargadorfrontal
5.6 CALCULO DE NUMERO DE PERFORADORAS
Se tienen los siguientes datos:
Velocidad de penetración = 20 m/hr Densidad en banco = 2.6 ton/m³ Sobre perforación = 1 m Producción = 72 000 tn/año Tiempo de repase = 2 min Tiempo de Cambio de broca = 0.5 min Tiempo de Cambio de barreno = 0.5 min Tiempo de Mov taladro = 5 min Se trabaja 8 hr/guardia, 1 guardia/dia, 300 dias/año
Calculo del volumen y tonelaje de un taladro
V=B∗E∗H=2.5∗3.5∗5=43 .75m ³T=V∗ρs=43.75∗1.86=81 .38 ton/ tal
Numero de taladros que alimentan el volumen requerido
N °tal= producciondiariatonelaje /taladro
N °tal= 240 ton/dia81.38 ton /tladro
N °tal=2 .95≈3taladros
Calculo de tiempo de perforación
t= dVp
= 6m20m /hr
=0.3hr=18min
Calculo del ciclo total de perforación
CT=T . repase+T .camb.broca+T .camb .barreno+Tmov . tal .+T . perf .CT=2+0.5+0.5+5+18CT=26min/ tal
Calculo de N° taladros/ hr ( en función del tiempo)
N °talh r
=60min/hrCT
= 60min /hr26min /tal
=2.31 tal/hr
Producción horaria
∏ . hr=72000
ronañ o
∗1añ o
300dias∗1dia
1 guardia∗1guardia
8hr∏ . hr=30 tn /hr
Calculo de N° taladros/ hr (en función de la producción)
N °talh r
= 30 ton/hr65.19 ton /taladro
=0 .46 tal /hr
Calculo de numero de perforadoras
N ° perfor .=0.46 tal/hr2.31 tal/hr
=0.2 perforadoras≈1 perforadora
CAPITULO VI
PLANEAMIENTO A CORTO, MEDIANO Y LARGO PLAZO
1. Planeamiento de Minado a Corto y Mediano Plazo
El planeamiento de minado a corto y mediano plazo se puede ver en el cuadro
No.1
2. Planeamiento de Minado a Largo Plazo
Considerando una producción continua de cinco años se puede ver en el
cuadro No.2
NivelMineral
disponible (t) Ley %
Desmonte disponible (t)
MesesMineral
explotado (t)Stock (t)
Desmonte extraído (t)
2285790.43 enero 790.43
2280
2275 43596.44 96.5Marzo 21798.22 15940.75 2632.89Abril 21798.22 15940.75 2632.89
2270 43596.44 96Mayo 21798.22 15940.75 2632.89Junio 21798.22 15940.75 2632.89
Cuadro No.1Planeamiento de minado a mediano plazo año 2012.( semestral)
Cuadro No.2Planeamiento de minado a largo plazo
Nivel
2012 2013 2014 2015 2016
(t) mineral (t) desmonte(t)
mineral(t) desmonte
(t) mineral
(t) desmonte
(t) mineral(t)
desmonte(t)
mineral(t)
desmonte
2285 181.28 23.202280 304.54 281.412275 19460.62 15952.09 15952.09 403.00 403.002270 26825.10 15220.12 15220.12 15952.09 15952.09 403.002265 25714.29 24379.79 24379.79 15220.12 15220.122260 16448.01 16448.01 40827.79 40827.79Total 72000.00 485.82 72000.00 304.61 72000.00 403.00 72000.00 403.00 72000.00 403.00
Personal para minado
1 supervisor o jefe de guardia = S/. 2 500
1 operador de tractor = S/.1000
1 operador de cargador frontal = S/. 1000
2 operador de camión = S/.1 500 c/u
1 operador de perforadora y voladura = S/.1200
1 ayudante de perforación y voladura = S/.750
Obreros
2 control de tablero = S/.900
1 girador de varios = S/.750
1 Despachador: = S/.750
1 secretaria = S/.750
2 ayudantes = S/.700
CONCLUSIONES
El planeamiento de largo a plazo como el de mediano y corto plazo, nos da
la idea de cómo programar y como explotar, indicándonos los niveles a
atacar, y que cantidad de tonelaje a extraer, guiándonos siempre de
stripping ratio.
El planeamiento de todo proyecto, ya sea en superficial como en
subterráneo se debe tener contar con un plano de planta, tridimensional,
topográfico, etc.; los cuales ayudaran a determinar el avance del mismo,
nuevos parámetros de explotación, revisión de fallas, y mejoramiento de
todas las labores del proyecto.
Los planos indican el avance de las operaciones tanto de desarrollo como de
producción las cuales se realizara en el periodo ya determinado en el
trabajo, además cabe destacar que los planos nos ayudaran entender la
ubicación, condiciones con las que se encuentra el yacimiento.
Para poder diseñar el planeamiento de minado de este proyecto utilizamos
el método de explotación a cielo abierto (cantera), por ser un yacimiento de
caliza (mineral no metálico de origen sedimentario) y por la forma en la que
se encuentra en el terreno; para lo cual se hizo de forma manual pero con la
ayuda de algunos programas como son el Surfer y Minesight.
Para la determinación del promedio ponderado del yacimiento de caliza se
tuvo que hallar el área vista en planta del plano y teniendo en cuenta que las
leyes obtenidas mediante el muestreo, mediante calicata, el cual la
concentración de caliza representaba un área en particular.
Por ser una explotación de tipo cantera, la producción a comparación de
una mina metálica es mínima (en este caso), y por tanto el requerimiento de
equipos (de bajas capacidades) y personal es bajo.
El calculo de equipos y maquinaria obtenidos en los anteriores cálculos se
determino por medio de la necesidad de la producción diaria, donde las
capacidades obtenidas fueron relativamente bajas por estar en función de la
producción y de la altura de banco.
El proceso de explotación inicia con el destape o retiro del material esteril que cubre al cuerpo no mineralizado desde el nivel 2285 hasta el nivel 2290, donde se explotara horizontalmente por niveles.
